1101采煤作业规程文档格式.docx
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稳定程度
较稳定
煤层
情况
描述
1101工作面,煤层厚度平均为0.7m。
本工作面煤质稳定、结构简单。
该区的A1煤层黑色半亮型,夹镜煤条带,断口呈阶梯状,块状构造。
地层综合柱状图
第三节煤层顶底板情况
A1煤层位于含煤地层祥摆组(C1x)中下部,为矿区目前主采煤层,全区较稳定可采。
上距石英砂岩(标志层)0.50-1.00m,煤层厚度0.6—0.8m,平均0.7m。
产状与地层产状一致。
煤层层位较稳定,属较稳定煤层。
顶板:
直接顶板为黑色薄层炭质粘土岩厚0.20-0.50m,其上为中厚至厚层状石英砂岩。
炭质粘土岩,强度较低,水稳定性差,易风化破碎;
间接顶板为中厚至厚层状石英砂岩,稳定、坚硬,抗压强度大。
底板:
为灰黑色炭质页岩,强度较低,水稳定性差,易风化破碎。
第四节地质构造
工作区大地构造位置位于扬子准地台次级构造单元黔南台陷、贵定西北向构造变形区之南东部,都匀向斜西翼,低层总体呈一单斜构造,倾向245°
~260°
,倾角5°
~9°
,局部发育次级小褶皱,区内未发育断层,构造较简单。
第五节水文地质
该区域的水文地质情况比较简单,区内地下水补给来源主要为大气降水和地表水,大气降水的大部分是沿着山坡和沟谷径流补给地下水,少部分则是通过第四系松散层的孔隙和岩层的节理、裂隙及断层的构造破碎带渗入地下补给地下水,区内最低侵蚀基准面+1030米,煤层最低开采标高+900米,低于最低侵蚀基准面标高130米。
地下水一般限于顺层运动,有的部分通过泉点涌出地面,流入冲沟排出矿区,我矿是平硐开拓,坡度+3‰,井下水沿排水沟自然流到地面。
矿井的顶板断层和部分裂隙淋水形成矿井充水,含水层补给条件差,富水性弱。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
1、瓦斯:
矿井2009年、2010年鉴定为低瓦斯矿井。
2、自燃:
根据贵州省煤田地质局实验室《都匀市凯口煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告》,A1煤层的煤炭自燃倾向性分类为Ⅲ类,即不易自燃煤层。
3、煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室《都匀市凯口煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》,该矿区范围内A1煤尘无爆炸性。
第七节停采线位置及工作面储量
一、停采线位置:
1101工作面停采线以主平硐保护煤柱为界。
二、工作面储量
地质储量:
2.1万吨
可采储量:
2.0万吨
第二章采煤方法、回采工艺及顶板管理
第一节回采工作面巷道布置
一、工作面巷道布置情况
1)回风巷
1101工作面回风巷,沿A1煤顶板布置,巷道长度350m,设计回采330m,其中有20m在主平硐煤柱线内。
330m回采巷道采用锚喷支护。
主要用于该工作面的回风。
巷内布置有一趟50mm的进水管路、一趟50mm的压风管路。
2)运输巷
1101工作面运输巷,沿A1煤层顶板布置,巷道总长度370m,可采巷道长度350m,其中有20m在主平硐煤柱线内。
采用锚杆支护。
沿巷道敷设SGB-420/30型刮板输送机,布置有一趟50mm的进水管路、每50米设一个三通筏门,并在转载点设置喷雾,运输巷主要用于该工作面的煤炭运输。
4)切眼
1101工作面切眼沿A1煤层顶板布置,长度70m,采用铰接顶梁配单体液压支柱支护,净宽2.4m,净高0.7m。
附图:
1101工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤方法
一)、采煤方法的选择
根据A1煤层的赋存条件和工作面巷道的布置方式,采用倾斜壁后退式开采。
工作面最小控顶距为3.2米,最大控顶距为4.2米。
工作面配备DW06-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁控制顶板,支撑高度为485~630mm,初撑力为118~157KN,额定工作阻力300kN/根;
采用“三、四”排控顶,排距1.0m,柱距0.8m,最小控顶距3.2m,最大控顶距4.2m,选用HDJA-1000型金属铰接顶粱,长度1000mm。
采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内,必须加强支护;
此范围内的巷道高度不得低于1.8m。
安全出口必须设专人维护,发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时,必须及时更换、清挖。
因此,采煤工作面上、下出口20m范围内,设临时超前支护,其中距采煤工作面前10m采用双排支柱支护,后10m采用单排支柱支护,柱距为1m,采用顺巷棚支护。
二)工作面落煤、装煤及运煤方式
采用爆破落煤、人工装煤辅助爆破自装;
工作面采用SGB420/30刮板运输机运煤,运输巷采用刮板机转载,胶带运输机运输。
三)钻眼爆破方法及炮眼布置
采用电煤钻打眼,串联预裂微差松动爆破,一次打眼,一次装药,一次爆破,一次爆破长度不得超过15m,爆破长度过大会加大顶板管理难度。
瓦斯异常时一次爆破长度不得超过6m。
炮眼布置采用“三花眼”布置(见炮眼布置三视图)
B'
1.2米
0.2米
AA'
0.7米
1.0米7°
B
B-B'
0.7米
炮眼装药量、雷管用量、水炮泥用量及炮泥长度见爆破说明书。
序号
项目
单位
数量
说明
1
煤层普式系数
2~3
2
炮眼布置方式
三花眼
3
炮眼间距
m
1.0
4
炮眼深度
mm
1200
5
顶眼黄泥充填长度
700
6
底眼黄泥充填长度
600
7
每眼水炮泥个数
个
8
循环炮眼数
69
9
一次放炮个数
15
破碎段不超过3个眼
10
联线方式
串联
11
顶眼每眼装药量
kg
0.3
12
底眼每眼装药量
0.4
13
顶眼雷管段别
煤矿许用毫秒延期雷管
14
底眼雷管段别
顶眼装药长度
0.3
16
底眼装药长度
0.4
17
炸药选择
乳化炸药
说明:
1、正常情况采用三花眼布置炮眼,若遇煤壁松软片帮严重、顶板破碎处不装药。
2、采用三级煤矿许用炸药及煤矿许用毫秒延期雷管,一次起爆总延期时间不超过130毫秒。
3、装药必须采用正向连续装药,炮眼封泥应先用小段粘土炮泥(黄泥)充填封孔后再装水炮泥,最后用粘土炮泥充填至眼口。
封泥长度不得小于0.6m,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃物作炮泥。
4、严禁裸露爆破、放糊炮,无封泥或封泥不足不实的炮眼严禁爆破。
5、装药时每装好一个炮眼,雷管脚线必须短路扭结。
二、回采工艺及工序:
一)主要工艺流程
第一班:
(1)检查瓦斯浓度;
(2)交接班(安全)检查;
(3)打眼;
(4)装药设岗、连线放炮;
(5)检查瓦斯浓度;
(6)安全检查;
(7)洒水、扶倒柱(顶板破碎、片帮时打贴帮点柱)、打临时柱、挂梁;
(8)出货;
(9)移溜(改柱时先支临时柱后改柱,移溜后及时支柱);
(10)回柱放顶;
(11)设备检修、掐接溜子;
(12)安全检查、交接班
补充说明:
需强制放顶时,在移溜后打强制放顶炮眼和连线,在回柱后放炮强制放顶。
第二班、第三班操作同第一班
二)各工序操作规定:
(一)交接班(安全)检查
跟班队长及班组长在现场交接班,当面交清生产、安全、工程质量、材料消耗及设备运转状况后,全面检查工作地点的顶板、煤壁、支护等情况,发现隐患时,必须坚持先排除后生产的原则,确认无危险时方准工人进入工作面。
(二)瓦斯检查
通风队瓦斯检查员检测工作面瓦斯浓度,当瓦斯浓度<0.8%时通知跟班队长安排人员进入工作面工作。
当瓦斯浓度≥0.8%时,必须汇报矿调度室和矿长总工程师,通风部门制订措施进行处理。
(三)打眼
经交接班检查后,由打眼工进行打眼,钻眼质量的好坏直接影响爆破质量和爆破装煤效果。
打眼要求:
打眼要按爆破图表要求施工,顶眼布置在煤层上部,距顶板0.2米,间距1000mm,炮眼深1200mm;
底眼布置在煤层下部,距底板0.2米,与顶眼成三花眼布置,间距1000mm炮眼深1200mm。
打眼的操作工序为:
打眼前检查→敲帮问顶→定眼位→打眼→撤钻具。
1、检查电煤钻是否完好,部件是否齐全;
钻杆是否平直、钻杆安装是否牢固、钎尾是否合格。
2、打眼前,应对工作面顶板、煤帮、支护等进行认真、全面检查,敲帮问顶,应及时处理掉危帮,伞檐、活块等,由班长指定支柱工补齐缺柱、更换失效支柱,处理安全隐患。
3、打眼时,首先调整好方向和角度。
推进时要均匀使劲,不可用力过猛。
眼深打够后,应排净煤粉。
4、打眼时,钻杆不要上下、左右摆动,以保持钻进方向;
钻杆下方严禁站人,以免钻杆折断伤人。
5、打眼工应按爆破说明书的炮眼布置方式打眼。
对凹凸不平的煤壁要根据情况减少或加大眼深,保证放炮后煤帮平直,采高和开帮都符合规程要求。
6、处理拒爆时的打眼工作:
(1)在距拒爆炮眼0.3m以外与拒爆炮眼平行打新炮眼,重新装药起爆。
(2)严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中抖出电雷管;
无论有无残余炸药,严禁将炮眼残底断续加深;
严禁用打眼的方法往外掏药;
严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。
(3)处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸药的煤、矸,收集未爆的电雷管。
(4)在拒爆处理完毕以前,严禁在该点进行与处理拒爆无关的工作。
7、打眼结束后,爆破前要将电煤钻、钎子及时收回,放在距工作面10m以外的安全地点。
(四)爆破:
1、领取炸药、电雷管、发爆器
1)放炮员领到药、雷管后必须检查其数量、型号、质量、编号。
2)雷管检查后要及时将脚线末端扭结短路。
3)将药管分别装入专用箱内并上锁
4)领退药管、装药及连线等重要环节,放炮器应挂在附近,不准接近炸药和雷管。
2、运送炸药、电雷管、发爆器
1)发爆器及钥匙由放炮员随身携带,电雷管只能放炮员亲自运送。
2)放炮员向背药人员要回炸药箱的钥匙,炸药可由放炮员或指派专人运送。
专人运送炸药时,每人不得超过29kg.放炮员和背药人员应保持10m以上的距离,且放炮员在后。
3)中途行走要避开电缆和金属导体,运送炸药、雷管途中,不准逗留,也不得跑步前进,要将爆炸材料直接送到临时存放地点。
。
3、储存炸药、雷管
1)电雷管和炸药严禁装在同一容器内,严禁将爆炸材料装在衣袋内。
2)领取的火药,放炮员必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内锁好,严禁乱扔乱放,火药箱必须放在顶板完好,支架完整避开机械、电气设备等导电体和无淋水的地点,每次放炮时,都必须将火药箱放在警戒线以外的安全地点。
3)雷管箱和炸药箱必须保持10米以上的距离,并摆放整齐。
4)放炮员负责打扫炸药箱、雷管箱前后5米内的文明卫生。
4、装配起爆药
装配起爆药卷时,必须遵守下列规定:
1)必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
2)从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。
3)装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。
4)电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。
电雷管必须全部插入药卷内。
严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
5)电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。
6)装配引药只能由放炮员操作,其他人员不能代替或帮助。
7)装配引药要避开电器设备及导电体,不准坐在炸药箱上,周围人员离其5米以外。
8)装配起爆药卷数量以需要为限,每次装配引药的数目不准超过该次放炮的炮眼数目,已装好的引药要单独存放,不得同其他炸药、雷管混放。
9)起爆药卷制作完后清点数目,妥善保存,将剩余炸药、雷管及时放回专用箱并加锁。
5、做炮泥和水炮泥
1)炮泥须选用优质黄泥,水分适中,捏成长100mm直径20mm的圆柱形,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃材料作炮眼封泥。
2)、炮眼必须使用水炮泥,水炮泥须饱满不漏水,灌水时须用专用水针灌水。
6、敷设放炮母线
1)从工作面向后敷设放炮母线,按规定使用“专用母线卡”,并保持扭结短路,接头必须错开一定的距离,用绝缘胶带缠好,严禁与带电体、导电体和大地相接触。
2)放炮母线不应与电缆、信号线和金属管路挂在同一侧,如果必须挂在同一侧或跨越电缆时,放炮母线必须挂在下方,且相距0.3米。
3)母线的最短敷设长度:
放炮母线长度曲线段不得少于70米,直线段100米。
4)放炮母线应随用随敷设,每次爆破完毕后都应及时将母线收起。
7、装药、封泥
严格按爆破说明书中要求装药量进行装药,打眼与装药平行作业时间距不得小于25米。
1)班组长配合放炮员将炸药引药、炸药、炮泥、水炮泥分别运送工作地点。
2)装填炮眼前,班组长要对工作面及炮眼进行全面检查,对所检查出的问题,及时要求处理。
安全员监督班组长进行检查。
(1)检查放炮地点20m以内是否有煤、矸和其它物体堵塞通风断面1/3以上。
(2)检查工作面顶板的完好情况;
检查控顶距是否符合作业规程规定;
检查工作面是否全部停电。
(3)检查闲杂人员是否撤到警戒线之外。
3)装药前,瓦检员必须检查瓦斯浓度,超过0.8%时必须立即通知班组长进行处理,否则严禁装药。
4)装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉,
5)装药前,引药的电雷管脚线末端必须保证扭结短路。
6)装药、填炮泥:
装药必须采用正向连续装药,炮眼封泥应先用小段粘土炮泥(黄泥)充填封孔后再装水炮泥,最后用粘土炮泥充填至眼口。
(1)工作面装药,一般允许二人熟悉爆破材料性能和有关规程规定的人员协助放炮员装药(一人观山,一人递炸药和炮泥),特殊情况最多不准超过3人(一人观山,二人递炸药和炮泥)。
同时,班组长、瓦检员必须在现场监督装药工作。
(2)必须采用正向装药,药卷的聚能穴必须朝向眼底,不准使用垫药和盖药。
(3)一个炮眼只准装入一个引药,严禁使用双引药。
(4)严格按爆破图表及装药结构图安排装药量和雷管。
(5)装药顺序,应先上眼、再底眼,依次进行。
(6)放炮员一手拉脚线,一手拿炮棍将装入眼口的药卷轻轻送入眼底。
(7)装药时必须将每眼应装的全部用量的药卷依次紧挨装入眼口,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。
炮眼内的各药卷必须彼此密接,以免部分炸药产生拒爆现象。
(8)仰角大的炮眼装药时,将全部药卷一次送入眼口,最后装一卷炮泥,随药一起推眼底,用炮棍轻捣几下。
(9)药卷装入后,先装一至二卷炮泥,再装水炮泥。
(10)装药后,雷管脚线必须悬空且扭结,盘好在眼口。
(11)装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与机电设备等导电体相接触。
班组长安排专人在工作面内洒水灭尘。
(12)工作面淋水较大炮眼内有积水时采用防水套。
8、设置、撤离警戒:
(1)必须由班(组)长亲自布置专人在可能进入爆破地点的所有通路上设设置警戒。
(2)警戒处必须设在顶板完好、支架完整的安全地点,并设置警戒牌和拉绳。
(3)连好线,放炮员最后撤出工作面、撤到放炮地点,并挂好警戒牌。
(4)打开回风顺槽水幕。
(5)撤人距离,按母线敷设最短距离确定。
9、连线:
1)脚线的连接工作,可由经专门培训的班组长协助放炮员进行。
2)必须采用串联方法连接,先底眼后顶眼。
3)连接顺序必须由上端开始向下端进行。
4)脚线与脚线,脚线与母线联接必须采用对头连接。
5)接头有锈蚀或污物必须清除掉,各连线头都必须使用绝缘胶布包严。
(1)眼深大于脚线长度时,需延长脚线时接头要错开,并用胶布包好。
(2)连线后的所有接头必须悬空,连线后最后两根脚线末端必须扭结短路。
(3)放炮不准使用小线作为连接线,只准放炮员一人在工作面进行脚线与母线的连接工作。
(4)连线后,瓦检员检查放炮地点20m范围内风流中瓦斯浓度,并按规定内容填写一炮三检记录,记录内容包括检查时间和瓦斯浓度。
5)工作面上出口20米范围内安设甲烷自动报警断电仪装置,工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%时,甲烷自动报警仪发出报警信号,停止工作面的打眼放炮工作,当瓦斯浓度达1.2%时或回风巷瓦斯浓度达0.8%时,报警断电装置自动切断工作面和回风巷电气设备电源,并撤离人员,采取措施进行处理,只有瓦斯降到0.8%以下后,方可送电,恢复工作。
6)按“三人联锁放炮制”要求顺序进行换牌。
换牌顺序“放炮员将警戒牌交给班组长,班组长将命令牌交给瓦检员,瓦检员将放炮牌交给放炮员。
7)放炮员吹一声长哨撤出,班组长、瓦检员,放炮员必须最后离开。
10、放炮
每次爆破,爆破长度不得超过15m,瓦斯异常段一次爆破长度不得超过6m,顶板破碎段一次爆破不超过3个炮眼。
必须单向起爆(由下至上或由上至下),中间不留煤垛。
1)每次放炮前,放炮员必须做电爆网路全电阻检查。
必须使用矿用爆器,严禁使用2台发爆器同时进行放炮,一组装药必须一次起爆,严禁使用其他方法起爆。
2)放炮前,班长必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。
3)放炮员接到起爆命令后,必须先发出放炮警号,至少再等5秒,方可起爆。
4)放炮员必须在安全地点起爆。
起爆地点距工作面装药地点的距离不得小于70米(拐弯),直线100米。
5)爆破时,炸药箱、雷管箱及所有人员都必须在警戒线之外。
爆破后,必须立即将钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路。
6)装药的炮眼应当班放炮完毕。
特殊情况下,当班留有尚未爆破的装药的炮眼时,当班放炮员必须在现场向下一班放炮员交接清楚。
11、验炮:
1)、炮响15分钟待工作面炮烟散尽(瓦斯异常区域必须等30分钟)后,瓦检员检测瓦斯浓度符合规定后,方可允许放炮员和班组长进入放炮地点验炮。
2)、放炮后,待工作面的炮烟被吹散,放炮员和班组长必须首先巡视放炮地点,检查工作面的通风、煤尘、瞎炮、残炮、顶帮支护等情况,发现崩倒或卸液的支柱及时扶正、补液;
发现漏顶超高地点,及时接顶严实。
发现不安全因素,必须立即处理。
3)瓦检员检查放炮地点20m范围内回风流中瓦斯浓度,并按规定内容填写一炮三检记录,记录内容包括检查时间和瓦斯浓度。
4)通电以后拒爆时,放炮员必须先取下钥匙,并将放炮母线从电源上摘下,扭结成短路,至少等15分钟后,才可沿线路检查,找出拒爆的原因。
5)处理拒爆时,必须遵守下列规定:
①处理瞎炮工作必须在班组长亲自指挥下进行;
②由于连线不良造成的瞎炮重新连线放炮;
③在原瞎炮口0.3m处重新打眼装药放炮;
④严禁用手拉镐刨,严禁用压风吹或水管冲瞎炮眼,严禁用打眼的方式向外掏药,严禁将炮眼残眼继续加深;
⑤如瞎炮当班未处理完毕,放炮员和班组长不准离开放炮地点,必须在现场将瞎炮数目、放炮深度、角度及装药量等问题,向下一班放炮员交接清楚。
6)在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
7)处理拒爆的炮眼爆炸后,放炮员必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。
12、爆破器材退库
1)严格执行用多少,领多少,用不了交回去的火药领退制度。
2)放炮员清理剩余的电雷管及炸药,核对无差错后,找跟班队长签字,签字内容包括当班药管实际消耗量和姓名。
3)将剩余药管分别入箱加锁,严禁私存、乱放或销毁。
4)收拾放炮工具。
5)按运送药管有关规定返回火药库。
6)将剩余炸药、雷管及残管交给库管员
7)由库管员审核后,换回三联单。
8)将炸药箱钥匙交还背药人员。
9)升井后,将放炮器、便携仪、雷管箱交回发放室,不得个人保管,出了故障送交修理人员修理。
无论井上井下,严禁私自拆开、拍打和修理。
四)、通风及安全检查
所有人员在警戒线外等待炮烟散尽,瓦检员检测瓦斯浓度符合规定后,放炮员、安检员、班组长进入工作面检查有无拒爆熄爆,有拒爆、熄爆按规定处理;
检查顶帮及支护情况,无安全隐患后才能准许攉煤工、支护工、回柱放顶工进入工作面。
第三节顶板管理
根据矿井矿压观测资料及工作面顶板管理经验,并综合本工作面地质条件和采煤方法,确定采用单体液压支柱配合铰接顶梁支撑顶板、全部垮落法处理采空区。
一、采高和单体液压支柱高度的确定
(一)根据煤层厚度0.7米,采高为0.7米。
(二)支护材料选择
首采工作面选用DW06型单体液压支柱,支撑高度485~630mm,工作行程145mm,初撑力118~157KN,工作阻力为300kN/根。
在本矿井采高条件下,可以满足支护要求。
在采面上下端头要使用“四对八梁”,煤壁线要使用贴帮柱,放顶线要使用戗柱和加强柱。
(三)回采工作面支架选择论证
矿区范围内一采区开采的A1煤层,平均厚度0.61m,属薄煤层,顶板力学强度高和稳定性好;
底板会产生底鼓现象。
根据煤层赋存情况,结合我国现有技术条件,回采工作面选用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板。
顶板不稳定时,投产后视顶板情况,可加强顶板支护。
煤层底板偏软地段,支护时可在支柱底部加垫板作“穿鞋”处理,防止支柱插入底板。
3、支柱的型号选择计算
第一步确定顶板下沉量:
SL=η×
M×
L=0.02×
0.64×
5.2=0.066m=66mm
式中:
下沉系数η由于无邻近工作面借鉴,取0.02。
第二步确定规格:
采用DW06型单体液压支柱:
Hmax=Mmax-b+a+c=640-118+100=622mm
Hmin=Mmin-SL-b-a+c=600-66-118-30+100=486mm
SL为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量;
Mmin为工作面最小采高;
Mmax为工作面最大采高;
b为顶梁厚度;
88mm
a为支柱的卸载高度,取30mm。
c为支柱钻底量,取100mm。
第三步支护密度验算:
支护的强度:
P=(4~8)×
γt/m2
P=8×
0.61×
2.5=12.2t/m2
M为平均采高,0.61m;
γ为顶板岩石容重,取2.5t